避险硐室掘进作业规程.docx

1、避险硐室掘进作业规程城口县阳光煤矿避险硐室掘进作业规程工作面名称：+1350避险硐室掘进编 制：文 德 华矿 长： 审 核：修改时间： 二0一二年五月会 审 栏职 务姓 名会 审 意 见签名及日期备 注施工负责人安全矿长生产矿长机电矿长总工程师矿 长业主代表会审意见：目 录第一章 工程概况.2第二章 地质情况.2第三章 巷道布置及支护说明.3第四章 施工工艺.7第五章 生产系统.11第六章 劳动组织及主要技术经济指标18第七章 安全技术措施22第八章 灾害及避灾路线.36第一章 工程概况一、巷道名称 阳光煤矿避险硐室二、掘进目的及用途主要用于煤矿生产过程中发生灾害时进行紧急避险。三、硐室设计长

2、度及服务年限硐室设计总长度：硐室长度17米，出入口（过度室）的长度均不得小于3米，位置详见巷道布置示意图服务年限：至本矿+1350m以上开采结束止，预计服务年限五年。四、计划工期计划工期：1.0月第二章 地质概况1、地层 矿区范围内出露地层主要有三叠系下统嘉陵江组（T1j）、大冶组（T1d），二叠系上统大隆组（P3d）、吴家坪组（P3w），二叠系中统茅口组（P2m）、栖霞组（P2q）、下统梁山组（P1l），志留系中统沙帽组（S2s）、志留系下统罗惹坪组（S1lr）。矿区范围内的岩层倾向为2057，倾角为1850，平均倾角39。2、构造本矿区位于旗杆山向斜次级褶皱蓼子背斜中段北翼。蓼子背斜近东西

3、走向，北翼倾向2057，北翼倾角1850，南翼倾向3241，南翼倾角2230，为一不对称线状背斜。矿区地层为倾向北东的单斜构造，本区内未发现断层，地质构造较简单。3、水文地质情况矿区断裂不发育，煤层赋存于相对隔水层中。矿区含水层的岩溶裂隙发育，地下水排泄畅通。本矿井为上山开采，矿井的涌水顺平硐自流出地面。据煤矿涌水量观察，目前本矿井主平硐正常涌水量：10m3/h，最大涌水量：20m3/h。矿山水文地质条件中等复杂。4、顶底板煤层顶板为吴家坪组黑色炭质页岩，岩层裂隙不发育，岩体结构完整；底板为灰色、褐红色透镜状含黄铁矿铝土岩。顶底板岩层力学性质较差，抗压性较弱，另外底板岩层吸水性好，遇水易膨胀，

4、易形成轻微底鼓，应引起注意。除煤系地层外其上下均为厚层-块状灰岩，含燧石条带灰岩，属坚硬-半坚硬岩石类型。岩体结构完整，无软弱结构面分布，抗压强度较高，岩层稳定性好，物理力学性质较强。但在灰岩中岩溶较发育，在掘进中应注意溶洞对工程施工的影响。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置根据现有巷道施工实际，该硐室布置K2煤层层位中，在现有主平硐向西人行上山下口往东掘进，腰线0施工，掘进走向总长约26米（详见巷道布置及本工作面位置示意图）与原有探煤的一石门（该区无煤层）贯通形成两个出口，其中硐室两个出入口（过度室）的长度不得小于3米，硐室总长不得少于17米。入口巷道（即过度室巷道）为半圆拱形，巷道

5、净宽2.5米，净高3.0米，净断面为6.67米2（详见巷道断面示意图），硐室断面为圆弧拱形，净宽4米，净高3.3米（硐室内底板必须高于运输大巷底板高度不得少于0.3m），净断面为12.28米2，巷道采用锚喷支护掘进（若遇地质构造围岩变软冒落段必须采用砌碹支护）。附图：阳光煤矿巷道布置及本工作面位置示意图附过度室巷道及硐室断面示意图：说明：上图为净断面，若遇地质构造带必须采用锚网喷联合支护或砌碹支护；采用砌碹支护时应适当增加掘进断面，以便支护和支护后断面达到设计要求。第二节 支护设计一、支护类型和断面规格巷道名称断面形状支护方式断面（m2）宽度（m）高度（m）墙高（m）坡度（）喷厚（mm）毛面净

6、面毛宽净宽毛高净高过度室半圆拱形锚喷7.446672.72.53.13.01.750100避险硐室圆弧拱形锚喷13.3812.284.24.03.43.31.50100二、支护设计1、采用锚喷支支护施工，（注：遇地质构造或围岩变软段必须采用锚网喷联合支护或砌碹支护，锚喷支护厚度不得小于100mm，砌碹支护时墙体厚度不得小于250mm）。2、采用锚杆支护时，材料及技术要求、顶部根据金属锚杆支护参数系列表规定，避险硐室顶部安装直径181800mm的螺纹钢锚杆，采用MQT-120型锚杆钻机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径281800mm，安装直径181800mm的螺纹钢锚杆。锚杆包括杆体、150150

7、6mm的凸形托盘，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为800mm，排距为850mm，允许误差为50mm。 、两帮根据金属锚杆支护参数系列表规定，硐室两帮采用MQT-120型锚杆钻机打眼，规格为直径281800mm的钻孔，安装直径181800mm的螺纹钢锚杆，1501506mm的凸形托盘，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为800mm，排距为850mm，允许误差为50mm。（4）、金属网采用直径6.4mm钢筋加工焊接成10001500mm的金属网，网孔为100100mm，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm

8、。（5）、砼砼配比（重量比）为水泥：中细砂：石子1：2：2，速凝剂用量为水泥用量的5%。喷浆厚度为100 mm。当迎头遇断层破碎带、陷落柱、围岩松软易抽冒、顶板破碎时。采用先喷后锚、打锚杆挂网支护，棚顶特别破碎时采用扶金属（工字钢或U型钢）拱型支架、挂网、喷浆支护。作业方式采用随掘随支护，螺纹钢锚杆加长到2000mm，并全长锚固。3、临时支护作业点必须备齐临时支护材料（伸缩高度1850/3300的内注式液压支柱至少六根，800的半圆木木材不少于12块，木板和坑木若干）。碛头临时支护采用打带帽点柱方式进行支护，点柱可采用内注式液压支柱作临时带帽支护，柱的有效支护长度最低不得小于2500mm，间距

9、为700mm、排距为800mm，采用长度不少于800mm且直径不小于140mm的圆木一破二带帽支护（注：临时支护遇棚顶破碎时应缩短间距和排距，并增加带帽厚度，由现场管理人员根据现场具体情况确定，但不得大于上述规定间距）。临时支柱必须用木楔楔紧，支设要牢固，严禁在浮矸下方支设支护，禁止将支柱打在浮矸上；过地质构造带时，临时支护距离不得超过1.5m，超过时必须进行永久支护（即砌碹或锚网喷支护）；锚杆支护时，人员只能站在有点柱支护的顶板下进行操作锚杆机，确保安全。附：过地质构造带巷道锚杆支护示意图第三节 支护工艺 1、掘进、支护机具和有关技术参数：掘进岩层采用YT28型风钻、1寸胶质高压风管、40m

10、m一字型钻头，中硬碳素钢六棱钎杆钻眼；软岩可采用煤电钻或风煤钻、螺旋式煤钻杆、42mm钻头打眼掘进；支护采用MQT-120型锚杆钻机，专用锚杆钻杆和28mm钻头进行钻孔；软岩欠挖部分可用风镐或手镐进行清挖修正。2、支护工艺和工序安排：（1）、严格按预定的方位角（中线）、腰线进行施工。（2）、周边眼布置均匀，间距不大于350mm，装药量不超过0.15kg，周边眼距顶、邦距离为100mm，爆破后断面不够的地方用风镐或手镐清挖修正，确保巷道成型。（3）、采用锚网喷联合支护时，锚杆眼的方向应与岩层层面或主要裂隙面成较大角度布置或与巷道周边垂直。锚杆安装角度不小于80，其间距应均匀，误差不超过50mm，

11、深度按设计要求施工，喷射混凝土标号不低于C15，水泥标号不低于425#，砼喷射厚度和强度、局部不小于设计的90%。锚杆扭力矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm, 顶锚杆锚固力不小于60kN(19.5MPa)，帮锚杆锚固力不小于40kN(13MPa)。初喷前要清除帮、顶危矸、悬矸及浮煤矸，两帮基底碎矸必须清理干净，不准赤脚、穿裙。锚杆托盘及锚网要与巷道围岩表面接触严实，托盘上不准加垫木头、石块或多加托盘，以确保锚固力有效地支护围岩。（4）、每班必须对作业碛头退后已有巷道进行巡回检查，发现有失效锚杆或开裂的巷道要及时处理或维修加固，确保支护安全可靠、退路安全畅通。（5）、

12、严格控制周边眼距、方向及角度，同类炮眼的眼底要落在同一平面和截面上。（6）、巷道掘进必须采用光面爆破，眼痕率达50%以上，超挖大于250mm时，应采取增打锚杆的方法加强支护。3、采用锚杆支护时，安装树脂锚杆工艺和要求：、眼深误差不大于20mm，锚杆眼要直，用扫眼器清扫干净锚孔内的浮尘及积水。、根据设计的锚固长度，用杆体将树脂锚固剂推至孔底，启动搅拌器匀速推进到孔底旋转进行搅拌。、搅拌时间：超快速树脂锚固剂搅拌时间15秒，快速20-30秒，搅拌停止后，不准晃动或移动杆体，否则影响锚固效果。、等待时间：超快速树脂锚固剂为30-60秒，快速为90-180秒，待锚固剂完全固化后，方可上托盘，拧紧螺母即

13、可承载。、顶部锚杆施工时应由外向里，由顶到帮逐个、逐排进行，要打一眼安装一眼，不得在所有锚杆眼施工完后再安装锚杆。、锚固剂搬运时要注意轻拿轻放，且上部不得有其他重物或尖锐器具碾压，防止压破或扎坏锚固剂药卷，禁止摔撞。 4、采用锚网喷联合支护时，喷射砼的要求：、初喷要紧跟迎头，喷射表面平坦，保证砼均匀密实，在正常的工作风压下，喷嘴和喷面最好保持垂直，最低夹角不小于75度。、喷射前必须先用水冲洗巷邦，喷射后洒水保养，保养时间不少于一周，喷射厚度要达到设计要求，一次喷厚不够的要复喷。、喷射作业应分段进行，每段1-1.5m，喷射顺序先墙后拱，从下向上进行，先凹后凸分次喷射。、喷射时，喷头距岩壁不得超过

14、1m。喷射人员应配两人，一人持枪喷射，一人在后方辅助照明，观察顶板及喷射情况，以保证安全和喷射质量。、喷射人员要搞好个人保护，防止回弹料或废水伤人。准备工作就绪后，喷射人员掌好喷头后，才可开动喷浆机。喷射过程中，如发现异常情况，必须立即停机。、操作喷浆机应遵守给风、开机、给水、上料的顺序，结束时正好相反，停料、停水、停机、停风。上料时做到连续均匀。、向喷浆机上料的人员要注意所处位置的安全。、处理堵塞的喷浆管路时，在喷枪口前方及附近，严禁有其他人员，以防突然喷射和管路跳动伤人。第四章 施工工艺第一节 施工方法 掘进方式为炮掘，装运方式使用耙斗装岩机或人工装入1.0t矿车内，经人力运输配合机车运输

15、经由主平硐出井。1、爆破器材：选用煤矿许用MFB-100型放炮器起爆，放炮线选用煤矿许用专用爆破母线。2、炸药、雷管的选择：采用安全等级不少于1级的煤矿许用炸药，可使用煤矿许用1号乳化炸药或煤矿许用2号乳化炸药（注：过地质构造段或有瓦斯涌出时必须采用煤矿许用2号炸药）、煤矿许用毫秒延期电雷管（最后一段的延期时间不得超过130ms）进行爆破。3、封孔材料：黄泥及水泡泥，炮眼封孔长度不少于500mm。4、联线方式：采用串联，一次装药一次起爆。第二节 凿岩及施工方式1、施工及凿岩方法施工方法：采用普通钻爆法，风动凿岩机YT28型打眼放炮掘进，即炮掘。凿岩方法：该巷爆破钻眼硬岩部分采用YT28型凿岩机

16、二台、一字型钻头，中硬碳素钢2.0m六方棱钎子三根；软岩或煤层采用煤电钻或风煤钻钻孔爆破，螺旋式煤钻杆三根配用螺旋式煤钻头。支护锚杆钻孔采用MQT-120型锚杆钻机二台，锚杆机钻杆B19-1m、B19-1.6m、B19-2m各二根并配用28锚杆钻头等。2、工艺流程：安全检查打眼装药连线放炮排放炮烟处理安全隐患临时支护（含危岩处理）出矸永久性支护。3、施工工序：过地质构造带时，掘进与支护必须交替进行，支护必须及时跟到碛头。第三节 爆破作业1、 爆破原始条件表爆破原始条件（表一）名 称单 位数 量名 称单 位数 量巷 道 掘 进 断 面13.38炮 眼 数 目个41岩石的坚固性系数26雷 管 数

17、目个27炮 眼 深 度m2.0总 装 药 量Kg17.22、炮眼布置三视图示意图注：周边眼必须用泡泥封实。3、装药量及起爆顺序表装药量及起爆顺序（表二）眼号眼名眼数（个）眼深（m）装 药 量起爆顺序联线方式装药结构单 孔小 计卷数/个重量/Kg卷数/个重量/Kg串联正向装药1掏 槽 眼12.051.0051.0025辅 助 眼42.040.80163.2069辅助眼（一）42.040.80163.201013辅助眼（二）42.040.80163.201417帮 眼42.020.4081.602223顶 眼52.020.40102.0024底 眼52.030.60153.004、预期爆破效果表预

18、期爆破效果（表三）名 称单 位数量名 称单 位数 量每循环炮眼利用率%90.0每米巷道耗药量Kg/m9.6每循环工作面进尺m1.8每循环炮眼总长度m82每循环爆破实体岩石m24.084每立方米岩体耗雷管量个/ m31.12每立方米岩体炸药消耗量Kg/m0.71每米巷道耗雷管量个/ m15.0第四节 装载与运输 一、装岩（煤）方式迎头使用耙斗装岩机或人工装入1t矿车。 二、运输方式 运输大巷碛头段采用人力推车运输，然后由柴油机车经运输大巷已掘段和主平硐运出井外。第五节 管线及轨道敷设 1、线缆吊挂掘进碛头方向的右侧帮上在距巷道底部不少于1800mm处，电缆钩间距1500mm，管线电缆要吊挂整齐；

19、电话线、探头线、电缆必须保持至少100mm以上间距。 2、管道（压风、防尘供水管等），应布置在掘进碛头方向的左侧在距巷道底部300mm以上，可采用砌磴、搭架或锚桩固定。3、轨道铺设 、掘进采用11Kg/m钢轨铺设轨道作临时运输，扣件齐全、牢固并与轨型相符，轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错接不得大于2mm。、轨枕的规格符合要求，间距每800mm一块，偏差不得超过50mm，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物，无浮矸等。、同一线路必须使用同一型号钢轨。第六节 设备及工具配备主要设备配备表名 称型 号数量电机功率馈电开关DW80-2001台真空磁力开关QBZ802台局部通风机YBT42

20、-22台5.5kw耙 装 机1台 kw喷 浆 机B41台7.5kw铁 锹15把手 镐8把风 镐2把气体式凿岩机YT282把电 话1台锚 杆 机MQT-1202台 第五章 生产系统 第一节 一通三防 一、掘进工作面风量计算1、施工过程中，采用压入式通风；局部通风机及其启动装置安装在运输大巷硐室开口处往平硐出口方向退后至少20米外的进风风流中，严禁拉循环风。2、局部通风机及启动装置安装必须上架，离地面高度不少于0.3m，并垫平楔稳防坠、防滑。采用=400mm煤矿用阻燃抗静电胶质风筒供风，风筒吊挂必须做到逢环必挂，吊挂平直；搭接应由外向内沿出风侧在内，入风侧在外进行搭接，并反边压接；转弯必须使用转弯

21、接头或刚性风筒搭接，以降低通风阻力和减少漏风；风筒吊挂、转弯不得挤压和损坏，发现风筒破口要及时粘补或更换，以免影响迎头风量；不同直径的风筒不得掺混搭接和使用。 3、风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q掘100QCH4.KCH4式中:Q掘掘进工作面实际需要风量 （m/min）QCH4掘进工作面绝对瓦斯涌出量 （m/min）KH4瓦斯涌出不均系数 (取1.6)1000.71.6112m/min2、按炸药量计算Q掘25A 式中：A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（取6.60）256.6=165.00m/min3、按井下同时最多工作人数计算Q掘4N(m/min)式中:N掘进工作面同时工作最多的人数(取12人

22、)41248m3/min4、按局扇安装位置实际吸入风量计算Q掘Q扇0.1560S巷式中:Q扇局扇实际吸入风量（取100）S巷安装局扇巷道的断面 （取6.89m2）1000.15606.89162.01m/min5、按风速进行验算按掘进工作面最小风速验算掘进工作面最小风量Q600.1512.28=110.52m/min (断面取12.28m2）按最高风速验算掘进工作面最大风量Q60412.28=2947.2m/min (断面取12.28m2）通过分别计算和矿现实际，最后确定本巷道掘进所需风量为165.0m/min。根据以上计算，掘进工作面采用型号为YBT42-2防爆局部通风机，风量范围90180

23、 m3/min，功率5.5KW。掘进工作面需风量在局部通风机供风范围内，局部通风机选型符合要求。风筒选用直径400mm的煤矿许用阻燃抗静电风筒，能满足以上计算要求。4、供风方式：采用压入式供风。 二、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点 局部通风机及其启动装置安装在运输大巷硐室开口处往平硐出口方向退后至少20米外的进风风流中，且该处巷道中的最低风速不得小于0.15 m3/s，严禁拉循环风。2、通风系统、新鲜风流新鲜风流通过运输大巷的局扇风筒掘进工作面迎头、乏风乏风由掘进工作面迎头人行上山总回风巷地面 附图：通风系统及局部通风机安装位置图 第二节 压风 压风系统：、压风由OGFD-

24、22/8型螺杆式空气压缩机由地面主平硐作业点。、压风管经地面压风机房至主平硐及运输大巷采用108无缝钢管，作业点采用2寸高压风管。主要技术参数：: 排气量:22m3/min 额定排气压力:0.8Mpa 电机功率:132kw附：压风管路系统示意图第三节 综合防尘1、水源防尘水由地面蓄水池回风井人行上山作业点。 2、防尘设备地面消防水池至回风井及回风平硐主管采用2.5寸无缝钢管；人行上山主管采用2.5寸白胶管，作业区采用6分软管 3、防尘方式、防尘员对分管区域的防尘管路要及时延接，每50米留一个三通，便于洒水防尘。 、溜煤眼、接车点、转载点、巷道交叉口，必须装置喷雾降尘设施。、掘进工作面迎头50米

25、内有水针，便于装水炮泥，20米内有净化水幕。、采用湿式打眼、放炮前后必须洒水防尘。、每天防尘员必须对所管区域的巷道冲洗一次。 附：防尘供水管路示意图 第四节 防灭火 防火系统：（1）、外因防火：所有下井人员严禁携带烟草及点火物品，严禁穿化纤衣服入井。所有下井人员必须携带自救器，严禁在井下拆卸，敲打矿灯。做好个人的避灾保护。井下电工及维护人员等不得带电检修、搬迁电气设备，井下使用的电器设备必须确保防爆、隔爆、无失爆。严禁用动力线爆破，爆破母线严禁有明接头，严禁放明炮、糊炮，加强爆破管理。加强电气设备管理保养和维修。耙斗装载机移动电缆必须随时检查，严防拖或移动时刮坏外皮引起漏电，杜绝摩擦火花及撞击

26、火花的产生。（2）、防火措施电器设备着火时，应先切断电源，在未切断电源之前，只准使用不导电的物件或材料进行灭火。巷道内要备有两台干式灭火器，且距离迎头最大距离不得超过30m。任何人发现火灾时，应视火灾性质，现场情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，并向调度室汇报。保持巷道内有足够的新鲜风流，严禁随意停、开局部通风机。每班要对本区域的巷道洒水降尘，防止火灾发生。（3）、内因防火空顶空帮处要用喷浆料或混凝土填实，严禁使用可燃材料充填；不得伪造假顶假帮，防止瓦斯积聚。巷道交接处浮尘清理干净并装运出井。 第五节 安全监测监控系统瓦斯监控设备的安设：1 使用设备KJ28A型甲烷传感器,监侧仪主机为KJ9

27、0N,矿井监测系统为KJ90N（A）。2 掘进工作面必须安装瓦斯断电仪并实现“两闭锁”。甲烷传感器安装位置：应布置在巷道的棚顶上方，不影响行人行车，安装维护方便，要垂直悬挂，距棚顶不得大于300mm,距巷道侧帮不得小于200 mm 。距掘进迎头风筒出风口退后不大于5m处（风筒侧面）和距掘进回风口不大于15m处各安设一个。报警、断电、复电瓦斯浓度及断电范围为：报警浓度0.8%、断电浓度1%、复电浓度1%，断电范围为掘进工作面巷道内的所有非本质安全型电器设备（局扇除外）。 附：掘进工作面瓦斯传感器安设示意图第六节 供电系统1、电由地面变压器配电室主平硐运输大巷作业点。2、电压等级660V。3、电缆

28、线选用：350mm2+135m m2煤矿许用阻燃橡套电缆第七节 运输系统1、运料路线及设备：材料由地面料场主平硐运输大巷作业点。矸石运输采用1.0t矿车，材料运输采用专用料车进行运送，井下采用5t矿用防爆柴油机车进行运输。2、运矸路线：作业点运输大巷主平硐地面矸石山。运矸石设备迎头使用耙斗装载机或人工装入1.0t矿车。 附：阳光煤矿巷道布置及本工作面运输示意图第八节 通讯和信号通讯和信号经专用通讯线由地面主平硐运输大巷作业点，再与井下各工作地点电话进行连接接通，确保井上下调度通讯畅通。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、劳动组织、作业方式、劳动力配备表、劳动组织图表1、工作制度：采用“二八”工作制度，过地质构造带采用“三八”工作制度。2、作业方式：每日两掘或两掘一喷。 3、劳动组织图表工 种在册人数实出勤出勤率%一班二班三班在册